李雪峰
(山西陵川崇安關(guān)嶺山煤業(yè)有限公司,山西 晉城 048000)
山西陵川崇安關(guān)嶺山煤業(yè)有限公司3號煤層厚度4.35~4.65 m,平均4.51 m,屬全區(qū)穩(wěn)定可采煤層。根據(jù)現(xiàn)場調(diào)研,3號煤層舊采采用“巷柱式”采煤法,寬度2~3 m,部分空巷擴幫后寬度達到8~10 m。由于殘采區(qū)內(nèi)圍巖破碎、整體承載強度和穩(wěn)定性大大下降,復采時礦壓分布極不規(guī)律,易發(fā)生嚴重頂板事故和強礦壓災害。
目前,針對殘采煤炭資源巷道的支護也已進行了較為系統(tǒng)的研究,劉暢[1]等人對復采工作面過空巷頂板穩(wěn)定性進行了詳細的理論分析。張小強[2]、許孟和[3]等人通過相似模擬實驗研究空巷寬度、冒落空間幾何尺寸以及交互角度對回采巷道的影響。徐忠和[4]等人基于現(xiàn)場實測探究了復采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。謝文武[5]等人結(jié)合理論分析與數(shù)值模擬研究探究了復采工作面過空巷時圍巖變形規(guī)律。蔡為益[6]等人通過數(shù)值模擬與現(xiàn)場實測研究表明,復采工作面來壓存在明顯的步距差。楊錄錄[7]基于現(xiàn)場分析給出了復采工作面回風巷的支護方案。武建軍[8]基于理論分析給出了小窯破壞區(qū)相應回采巷道的支護參數(shù)。
雖然,針對復采區(qū)回采巷道支護已有部分學者進行了較為詳細的分析,但該礦復采工作面采用無煤柱護巷支護,采用無煤柱護巷后圍巖應力條件發(fā)生了顯著改變,這與以往的研究顯著不同?;诖?,以3號煤回采巷道支護方式與技術(shù)參數(shù)為設(shè)計對象,結(jié)合3號煤巷道處于殘采區(qū)地質(zhì)情況,通過現(xiàn)場調(diào)研、現(xiàn)場鉆孔窺視,對3號煤復采工作面回采巷道合理支護方案與技術(shù)參數(shù)進行研究。
筆者研究的3號煤層回采巷道位于301采區(qū)軌道巷西側(cè),工作面順槽沿東西方向布置,其中工作面運輸順槽垂直于301采區(qū)膠帶輸送機巷,工作面回風順槽垂直于301采區(qū)回風巷。
首采工作面為30102工作面,其位于3號煤一采區(qū)西翼的中南部,南部30101工作面,在15206工作面回采之后蹬空,工作面由30102工作面向北接替。30102首采工作面巷道布置方式見圖1。
圖1 3號煤巷道及工作面布置方式
3號煤屬于殘采區(qū),巷道除了布置在實體煤中,在掘進過程中遇到寬度不一且分布不均的空巷、老頂冒落區(qū)、煤柱,巷道目前采用錨網(wǎng)噴支護,局部區(qū)域配合使用工字鋼棚、砌墻等加強支護方式。根據(jù)現(xiàn)場調(diào)研及窺視情況,3號煤直接頂為泥巖,厚度為1.8 m左右,泥巖之上為完整性較好的砂巖和砂質(zhì)泥巖,除局部較破碎裂隙發(fā)育之外,整體完整性較好,詳見圖2。
圖2 頂板窺視孔巖層結(jié)構(gòu)觀測結(jié)果
目前已揭露的情況分析,3號煤殘采區(qū)煤層賦存情況大體可分為4種:①殘留煤柱;②煤層底部為空巷,空巷內(nèi)頂煤未垮落;③煤層底部為空巷,空巷內(nèi)頂煤垮落且直接頂完整;④煤層底部為空巷,空巷內(nèi)頂煤垮落、直接頂泥巖局部垮落,如圖3所示。
結(jié)合礦方實際掘進情況,3號煤層復采區(qū)域內(nèi),可采區(qū)域內(nèi)存在若干寬度不一且分布不規(guī)律的空巷和殘留煤柱,這導致巷道圍巖的應力不同于正常情況,尤其是采用沿空掘巷開采技術(shù)后,巷道掘進及工作面回采可能遇到圍巖壓力大、圍巖破碎、巷道變形量大等問題。目前,煤層順槽沿煤層底板掘進,其中,運輸順槽上部凈寬3 770 mm,下部凈寬4 550 mm,凈高2 600 mm;回風順槽巷道上部凈寬2 820 mm,下部凈寬3 600 mm,凈高2 600 mm。
梯形支架視支架本身為支護體,圍巖為載荷,頂梁符合工程力學中的簡支梁條件,其受力狀況屬于均布載荷類型。應用受均布載荷的簡支梁進行受力狀況分析計算。棚式支架頂梁的破壞機理是由于支架上彎曲力矩達到極限后,產(chǎn)生的最大拉應力超過材料的抗拉強度導致頂梁變形、破壞而失去承載力。
2.1.1 砌墻替換前頂梁受到的壓力計算
根據(jù)礦井實際巷道支護情況,運輸順槽頂部毛寬4.25 m,由于運輸順槽巷道斷面較大,目前采用12號礦用工字鋼+單體柱(間隔架設(shè))的聯(lián)合支護方式。雖然頂梁工字鋼長度為4.25 m,但對于巷道頂梁工字鋼增設(shè)單體柱補強支護,形成了2個長度分別為1.81、2.44 m的簡支梁結(jié)構(gòu)。由此可見,對于無單體柱補強支護時,頂梁長度為4.25 m;對于有單體柱補強支護時,頂梁長度為1.81、2.44 m。
當采用工字鋼棚支護時,工字鋼棚頂梁跨長分別為4.25、2.44、1.81 m,材質(zhì)為Q275的礦用12號工字鋼,其屈服極限為σs=275 MPa,抗拉強度為σb=490~610 MPa,查表得12號工字鋼抗彎截面模量Wx=144.5 cm3=144.5×10-6m4。
代入求得工字鋼的使用載荷為:
上式計算結(jié)果說明,1根即1架跨長為4.25、2.44、1.81 m的12號工字鋼頂梁,達到屈服極限時,其所受均布載荷分別約為17.6、53.40、97.04 kN/m,整架棚的使用載荷分別為QS=74.8 kN;QS=130.30 kN;QS=175.64 kN。
同理,將抗拉強度為σb=490 MPa(490~610,取最小值)代入求得破壞時的均布載荷分別為31.36、95.14、172.90 kN/m,整架棚的破壞載荷分別為QB=133.28、232.15、312.95 kN。
2.1.2 砌墻替換后頂梁受到的壓力計算
由于采用沿空掘巷技術(shù)開采3號煤層,運輸順槽掘進后、工作面回采前,采用柔模混凝土(寬度0.8 m)將巷道非工作面幫鋼腿替換,替換后巷道上部毛寬3.45 m。柔模混凝土替換非工作面幫鋼腿后,運輸順槽的支護方式為工字鋼+柔?;炷?單體柱(間隔架設(shè))。對于無單體柱補強支護時,頂梁長度為3.45 m;對于有單體柱補強支護時,頂梁長度為1.81、1.64 m。
1)當頂梁長度為1.81 m時,工字鋼棚的使用載荷及破壞載荷分別為:
QS=175.64 kN、QB=312.95 kN。
當頂梁長度為3.45、1.64 m時,工字鋼的使用載荷為:
整架棚的使用載荷分別為QS=92.15 kN;QS=193.85 kN。
同理,將抗拉強度為σb=490 MPa(490~610,取最小值)代入求得破壞時的均布載荷分別為47.59、210.60 kN/m,整架棚的破壞載荷分別為QB=16①當頂梁長度為4.25 m時,采用跨長4.25 m的12號工字鋼支護,計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為225.67 kN/m。此時,當棚距為0.5 m時,安全系數(shù)為n=74.8/(225.67×0.5)=0.66,不滿足支護強度的要求;②當棚距為0.3 m時,安全系數(shù)為n=74.8/(225.67×0.3)=1.10,滿足支護強度的要求。
2)當頂梁長度為3.45 m時,采用跨長3.45 m的12號工字鋼支護,計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為167.93 kN/m。此時,當棚距為0.5 m時,安全系數(shù)為n=92.15/(167.93×0.5)=1.09,滿足支護強度的要求。
3)當頂梁長度為2.44 m時,采用跨長2.44 m的12號工字鋼支護,計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為130.3 kN/m。此時,當棚距為0.9 m時,安全系數(shù)為n=130.3/(105.13×0.9)=1.37,滿足支護強度的要求。
4)當頂梁長度為1.81 m時,采用跨長1.81 m的12號工字鋼支護,計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為175.64 kN/m。此時,當棚距為0.9 m時,安全系數(shù)為n=175.64/(71.68×0.9)=2.72,滿足支護強度需求。
5)當頂梁長度為1.64 m時,采用跨長1.64 m的12號工字鋼支護,計算得該礦的最小工字鋼使用載荷為193.85 kN/m。此時,當棚距為0.9 m時,安全系數(shù)為n=193.85/(63.41×0.9)=3.39,滿足支護強度需求。
3號煤運輸順槽設(shè)計采用梯形斷面,巷道頂部毛寬為4.25 m,結(jié)合礦方實際支護情況,目前,礦方采用12號礦用工字鋼+單體柱(間隔架設(shè))的支護方式,此外,采用沿空掘巷開采技術(shù),工作面回采前,在運輸順槽內(nèi)砌筑柔?;炷翂ΑS捎谄鲋崮;炷翂螅行Ы档土斯ぷ咒摵喼ы斄嚎缍?,但從安全角度考慮,選擇支護強度時應考慮頂梁跨度極限情況。砌墻前,對于未采用單體柱補強支護時,工字鋼頂梁長度為4.25 m;對于采用單體柱補強支護時,工字鋼簡支頂梁最大長度為2.44 m?;谏鲜鲇嬎憬Y(jié)果可知,對于頂梁長度分別為4.25、2.44 m時,當工字鋼棚棚距為1.0m時,每架棚承受理論壓力分別為225.67、105.13 kN。同時,采用跨長4.25、2.44 m的12號工字鋼支護,計算得的最小工字鋼使用載荷為74.8、130.3 kN/m。
由于采用單體柱間隔補強支護,因此將4.25、2.44 m的工字鋼梁看成一個組合結(jié)構(gòu),對于組合結(jié)構(gòu)頂梁而言,2.0 m范圍內(nèi)巖體作用在組合頂梁上的壓力為:330.8 kN,此時,當棚距為0.6 m時,安全系數(shù)為n=(74.8+130.3)/(330.8×0.6)=1.03,滿足支護強度需求。4.19kN、QB=345.38 kN。
結(jié)合礦井井下實際揭露情況和目前的支護現(xiàn)狀,通過采用理論計算、數(shù)值模擬相結(jié)合方法,得出了礦井南部復采區(qū)3號煤層綜放工作面順槽及切眼的支護設(shè)計方案,詳細支護方案如下:
1)層位:沿3號煤層底板掘進。斷面形式:梯形。
2)凈斷面尺寸:寬×高=3 770/4 550×2 600 mm,叉角390 mm(砌墻前)。
寬×高=3 210/3 600×2 600 mm,工作面幫叉角390 mm,非工作面幫垂直于巷道底板(砌墻后)。
3)基本支護方式:工字鋼+金屬網(wǎng)+單體柱(砌墻前)。
4)工字鋼+金屬網(wǎng)+單體柱+柔模混凝土墻(砌墻后)。
5)表面封閉方式:無。
6)工字鋼型號及棚距:12號礦用工字鋼,架棚支護棚距800 mm±50 mm(中至中)。
支護方案詳見圖4所示。
圖4 工作面運輸順槽位于實體煤時(砌墻前后)基本支護方案及支護參數(shù)
1)基于自然平衡拱理論計算,求解計算了3號煤復采工作面運輸順槽位于實體煤條件下12號礦用工字鋼棚支護的安全棚距。
2)基于理論分析確定了3號煤回采巷道具體的支護方式與支護技術(shù)參數(shù)。
3)根據(jù)目前已揭露情況和調(diào)研結(jié)果,3號煤殘采區(qū)煤層及頂?shù)装遒x存情況有4種:①實體煤;②空巷內(nèi)頂煤未冒落;③空巷內(nèi)頂煤冒落且直接頂完好;④空巷內(nèi)頂煤冒落且直接頂局部垮落(矸石之上空頂1.5~2 m)。